Обогатительная фабрика производительностью 11, 0 млн. т. /год на базе Гусевогорского месторождения

федеральное агенство по образованию

гоу впо

«уральский государственный горный университет»

кафедра «обогащение полезных ископаемых»

дипломный проект

Пояснительная записка

Обогатительная фабрика производительностью 11,0 млн.т./год на базе Гусевогорского месторождения

Екатеринбург, 2010

• ВВЕДЕНИЕ

1. Технология обогащения железной руды на Гусевогорском месторождении

1.1 Характеристика месторождения

• 1.2 Характеристика сырья
• 1.3 Практика обогащения
• 1.4 Выбор метода обогащения13
• 2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
• 2.1 Баланс продуктов обогащения
• 2.2 Выбор и расчёт технологии рудоподготовительного цикла
• 2.3 Режим работы фабрики и цехов
• 2.4 Выбор схемы и технологического режима дробления
• 2.5 Расчёт схемы дробления
• 2.6 Выбор и расчёт основного оборудования отделения рудоподготовки
• 2.7 Выбор и расчёт качественно-количественной схем обогащения
• 2.8 Расчёт водно-шламовой схемы
• 2.9 Выбор и расчёт основного оборудования в корпусе обогащения
• 2.10 Выбор и расчёт вспомогательного оборудования
• 2.11 Компоновочные решения
• 3. СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ. Модернизация сепараторов 2пбс 90/250а в цехе обогащения
• Отчет по промышленным испытаниям сепараторов 2ПБС-90/250А (с нижними барабанами на 0,25Тл) на 17,18 и 21 т.с. цеха обогащения в период с 1.06.08 по 18.06.0871
• 4. ЭКОНОМИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ
• 4.1 Расчёт производственной программы
• 4.2 Расчёт капитальных вложений
• 4.3 Расчёт эксплуатационных затрат на обогащение сырья
• 4.4 Расчёт и распределение прибыли105
• 4.5 Технико-экономические показатели107
• 5. БЕЗОПАСНОСТЬ ПРОИЗВОДСТВЕННОЙ ДЕЯТЕЛЬНОСТИ109
• 5.1 Система управления охраны труда109
• 5.2 Производственная санитария110
• 5.3 Техника безопасности на обогатительной фабрике116
• 5.4 Пожарная безопасность125
• 5.5 Общие требования по безопасности при работе на обогатительной фабрике129
• 6. ОПРОБОВАНИЕ И КОНТРОЛЬ ТЕХНОЛОГИЧЕСКОГО ПРОЦЕССА132
• 7. ВСПОМОГАТЕЛЬНЫЕ СЛУЖБЫ136
• 7.1 Хвостовое хозяйство136
• 7.2 Автоматизация технологического процесса137
• 7.3 Энергоснабжение обогатительной фабрики139
• ЗАКЛЮЧЕНИЕ142
• ЛИТЕРАТУРА143

Гора Качканар была известна ещё в конце XVII века. Впервые её описал русский академик П. С. Паллас. Определенный вклад в изучение Качканара Р. И. Мурчисон, А. И. Антипов, К. Гофман, Е. Н. Барбот де Марни, Н. К. Высоцский и др.

В советское время началась планомерная разведка Качканара — А. И. Медведев (1931 г.). После войны Уральским геологоразведочным управлением (1946;1952 гг.) была проведена детальная разведка Качканара.

10 июня 1950 года Совет Министров СССР принял постановление о строительстве Качканарского ГОКа. В 1954 году институтами «Уралгипроруда», «Уралмеханобр» и другими выполнен первоначальный проект по добыче и переработке Гусевогорского месторождения титаномагнетитовых руд. Их добычу и обогащение осуществляет Качканарский ГОК, введённый в эксплуатацию в 1963 году. Кроме титаномагнетитовых руд, золота и платины в районе имеются месторождения киноварь, большие запасы известняков и мраморов, незначительное скопления бурого и красного железняка серебросодержащего свинцового блеска, медных руд и отдельные находки алмазов в платиновых россыпях.

В экономическом отношении месторождение находится в развитом горнопромышленном районе. К югу от него в 130 км находится крупный Нижне-Тагильский металлургический комбинат, к северу в 160 км находится Серовский металлургический комбинат, к западу в 150 км Чусовской металлургический завод, непосредственно в районе находятся прииски по добыче золота и платины, а также ведутся лесоразработки.

1. ТЕХНОЛОГИЯ ОБОГАЩЕНИЯ ЖЕЛЕЗНОЙ РУДЫ ГУСЕВОГОРСКОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ

1.1 Характеристика месторождения

Качканарская группа месторождений (Качканарское и Гусевогорское) титаномагнетитовых руд находится на восточном склоне Среднего Урала в Нижне-Туринском районе Свердловской области, примерно, в 250 км на север от г. Екатеринбург и в 120 км от г. Н-Тагил.

Район месторождения представляет переходную зону от высокогорной осевой части Уральского хребта к восточной увалистой полосе. Господствующей вершиной района является гора Качканар, имеющая абсолютную отметку 881,5 м. Ее восточным предгорьем является Большая и Малая Гусевы горы с абсолютными отметками 300 и 460 м. Минимальную отметку -220 м. имеет долина реки Ис.

Рудной базой Качканарского ГОКа является Гусевогорское месторождение, содержание железа в котором составляет в среднем 16%. Свыше 85% запасов Гусевогорского месторождения сосредоточено в Северной, Главной, Западной и Промежуточной залежах, которые наиболее благоприятны для эксплуатации.

Гусевогорское месторождение титаномагнетитовых руд связано с Качканарским габбро-пироксенитовым интрузивным комплексом и непосредственно приурочено к его восточному — Гусевогорскому пироксенитовому массиву, имеющему сложное строение и разнообразный состав слагающих пород.

Месторождение меридионально вытянуто, длиной по простиранию 8,5 км при средней ширине 2,5 км, круто падает к востоку под углом 75 — 80°. Преобладающая часть массива сложена пироксенитами от мелкои среднекристаллических до крупнокристаллических разновидностей.

Массив имеет полосчатое строение, в отдельных полосах пироксенита содержатся различные количества оливина, полевого шпата, роговой обманки и рудных зёрен. Некоторые зоны значительно обогащены титаномагнетитом, который ассоциирует с пироксеном и оливином. Гусевогорский массив можно рассматривать как рудное тело с крупными запасами убогих руд. Вмещающие Качканарское и Гусевогорское тела габбро содержат в той или иной степени рудную вкрапленность, но меньшую по сравнению с пироксенитами и оливинитами. Характерно, что в габбро, наряду с титаномагнетитом, встречаются зёрна магнетита и ильменита.

Морфологические особенности оруднения заключаются в том, что титаномагнетит распространён, главным образом, в виде вкрапленности в пироксенитах и оливинитах, реже в габбро, а также в виде струек, сгустков, небольших прожилок и линз, редко достигающих по мощности одного или нескольких метров в длину. Титаномагнетитовое оруднение Гусевогорского месторождения приурочено преимущественно к безоливиновым пироксенитам. Рудные минералы представлены, главным образом, титаномагнетитом с низким содержанием титана, редкими зёрнами ильменита и очень редкими — халькопирита, пирита, пентландита и борнита. В крайне незначительном количестве из других рудных минералов присутствуют платина, золото, скандий.

Нерудные минералы представлены пироксеном, оливином, серпентином, эпидотом.

1.2 Характеристика сырья

Качественный минеральный состав руды Гусевогорского месторождения представлен в таблице 1.1.

Таблица 1.1 — Минеральный состав руды Гусевогорского месторождения

Физические и физико-механические свойства основных рудных и породных минералов приведены в таблице 1.2.

Выделения титаномагнетита различны по форме и размеру. В основном это ксеноморфные зёрна или агрегаты зёрен, заполняющие промежутки между нерудными минералами, и создающие типичные сидеронитовые структуры вкрапленных руд.

Наибольшее распространение на Гусевогорском месторождении получил процесс распада твёрдого раствора ильменит-магнетита, продуктом которого являются пластинчатые и игольчатые выделения иьменита и магнетита, образующие сложный минеральный агрегат. Размер рудных включений титаномагнетита от нескольких мкм до 5 мм, нерудных от долей мм до 15 мм в поперечнике.

Чем меньше зерно магнетита, тем тоньше включения ильменита, тем труднее отделить ильменит от магнетита, даже при очень тонком измельчении.

1.3 Практика обогащения

На базе руд Гусевогорского месторождения в настоящее время работает Качканарский горно-обогатительный комбинат производитель-ностью почти 50 млн. т. в год с получением агломерата и окатышей.

Месторождение разрабатывается открытым способом. Руда на фабрику доставляется железнодорожным транспортом.

Технологическая схема обогащения представлена на рисунке 1.2 и включает в себя следующие циклы: цикл рудоподготовки, цикл сухой магнитной сепарации, цикл сортировки, цикл мокрой магнитной сепарации и цикл обезвоживания.

Цикл рудоподготовки включает в себя операции дробления и грохочения. Технологический процесс дробления показан на рисунке 1.1. Процесс дробления по 1 и 2 линиям включает в себя 4 стадии дробления, грохочение после третьей стадии, транспортировку и распределение готовой дроблёной руды по бункерам цеха обогащения. Процесс дробления по 3 линии включает в себя три стадии дробления, грохочение после второй стадии и те же операции транспортировки, что и у технологических линий 1 и 2.

Цикл сухой магнитной сепарации проводится на сухом магнитном сепараторе 2ПБС — 90/250. Верхний барабан служит для выделения большей магнитной части, а второй для доизвлечения железа. Наличие сухой магнитной сепарации выделяет Качканарскую фабрику из ряда других фабрик. Сухая магнитная сепарация обусловлена технологическими и экономическими соображениями. Из-за этого происходит потеря железа и уход его в хвосты. Напряжённость магнитного поля на верхнем барабане у сепаратора 2ПБС — 90/250 составляет 80 мА, а у нижнего — 110 мА.

Цикл сортировки мелкодробленой руды проходит на двухситных грохотах ГИТ — 72 с получением фракционированного товарного щебня.

Цикл мокрой магнитной сепарации включает в себя три стадии. Схема построена по выделению в хвосты немагнитной фракции в наиболее крупном виде. Первая стадия включает в себя операцию мокрой магнитной операции. Промежуточная стадия мокрой магнитной сепарации находится внутри цикла измельчения. Третья стадия может включать основную мокрую магнитную сепарацию, для повышения качества — очистную операцию. Особенностью схемы является наличие операции размагничивания, ввиду наличия основных магнито-жёстких минералов. Недостатком схемы является то, что процесс регулируется по наличию общего железа, когда нужно регулировать процесс по магнитному железу и чистому магнетиту.

Цикл обезвоживания проводится путём предварительного сгущения концентрата в сгустителях и фильтровании на дисковых вакуум-фильтрах. В цехе установлены два сгустителя П — 24 и четыре П — 30.

Установка, замена, ремонт оборудования производится по плану, установленному руководством фабрики.

Рисунок 1.1 — Схема дробления технологических линий 1, 2 и 3:

а) линии 1 и 2;

б) линия 3.

Рисунок 1.2 — Технологическая схема обогащения Качканарского ГОКа

1.4 Выбор метода обогащения

Из обзора свойств минералов (таблица 1.3) следует:

1) имеется существенная разница в плотности между двумя группами минералов: магнетит и ильменит — тяжёлые, а все остальные минералы — лёгкие;

2) по твёрдости минералы практически не различаются;

3) по электрическим свойствам выделяются ильменит и магнетит, являющиеся проводниками, все остальные минералы — непроводники;

4) по магнитным свойствам имеются три группы минералов: магнетит — сильномагнитный, ильменит обладает слабомагнитными свойствами все остальные минералы немагнитные.

Таким образом, исходя из контрастности свойств минералов руды, возможно использовать разницу в плотности, электропроводности и магнитных свойствах.

Железный концентрат возможно получить двумя способами:

— гравитационное обогащение в голове технологической схемы с получением титаномагнетито-ильменитового концентрата с последующим разделением указанных минералов в слабом магнитном поле;

— метод магнитной сепарации в слабом магнитном поле с получением железного концентрата и направлением остальных минералов в хвосты.

Выделение из руды железного концентрата методом электросепарации невозможно, так как в этом случае будет получен железо-ильменитовый концентрат. Если обратить внимание на характер вкрапленности, поведение минералов при измельчении и необходимость тонкого измельчения руды в соответствии с требованиями, предъявляемыми к гранулометрическому составу железного концентрата для агломерата (81 — 85% класса — 0,071 мм), то становится очевидным, что метод гравитационного обогащения в данном случае непригоден, так как при этом основное количество рудной массы перейдет в шламы и будет потеряно при обогащении.

Таким образом, для обогащения титаномагнетитовых руд Гусевогорского месторождения принят метод магнитной сепарации в слабом магнитном поле.

2. ТЕХНОЛОГИЧЕСКАЯ ЧАСТЬ

2.1 Баланс продуктов обогащения

Используя исходные данные и формулы 2.1, 2.2, и 2.3, рассчитываем технологический баланс и заносим его в таблицу 2.1.

Таблица 2.1 — Технологический баланс продуктов обогащения

%; (2.1)

%

; (2.2)

%;

%; (2.3)

%.

Проверка:

; (2.4)

;

;

Невязка: 0,055

2.2 Выбор и расчёт технологии рудоподготовительного цикла

Исходными данными для выбора и расчёта цикла рудоподготовки является крупность исходного материала: D_max = 1050 мм.

Крупность руды после цикла рудоподготовки не должна превышать 25 мм. Для получения материала такой крупности применяется трёхстадиальная схема дробления.

Гранулометрический состав исходной руды представлен в таблице 2.2 и на рисунке 2.1.

Рисунок 2.1 Гранулометрическая характеристика исходной руды.

Крепость руды — средняя, ѓ =8−15 (по Протодьяконову);

влажность руды — 2,2%;

крупность питания мельниц d = 25 мм;

плотность с = 3,4 т/м³.

2.3 Режим работы фабрики и цехов

1) Определение режима работы и производительности отделения крупного дробления.

Режим работы, обуславливающий величину производительности оборудования для крупного дробления, зависит от:

— характера горных пород;

— графика доставки руды на фабрику.

Способ добычи руды — открытый. При открытой добыче график определяется категорией предприятия, исходя из годовой производительности по горной массе и районам расположения фабрики.

Суточная и часовая производительности отделения крупного дробления рассчитываются по формулам 2.5 и 2.6:

т/сут; (2.5)

т/ч, (2.6)

где Q_ф.год — годовая производительность фабрики, млн. т/год;

K_н — коэффициент, учитывающий неравномерность свойств руды, которые влияют на производительность оборудования, K_н = 1,0;

n_сут — количество рабочих дней в году;

n_см — количество смен в сутки, n_см = 2;

t_см — продолжительность смены, ч, t_см = 12;

K — поправочный коэффициент, K = 0,95.

n_сут = 365 • k, (2.7)

где k — коэффициент использования оборудования.

По данным практики, принимаем k = 0,8;

n_сут = 365 • 0,8 = 292;

Q_{сут. ц. др.} = 11 000 000/(292•0,95)=39 653,93 т/сут;

Q_{час. ц. др.} = (1,0 • 11 000 000) / (292 • 2 • 12 • 0,95) = 1652,24 т/ч.

2) Определение режима работы и производительности отделения среднего и мелкого дробления.

Режим работы отделения средне-мелкого дробления (КСМД) определяется наличием складирования крупнодроблёной руды. В данном случае складирование не предусмотрено. При отсутствии складирования крупнодроблёной руды режим работы КСМД совпадает с режимом работы отделения крупного дробления.

3) Определение режима работы и производительности главного корпуса.

Для главного корпуса k = 0,83;

nсут = 365 • 0,83 = 303;

Qсут. гл. = 11 000 000 / (303 • 0,98) = 37 044,52т/сут;

Qчас. гл. = 11 000 000 • 1,0 / (303 • 2 • 12 • 0,98) = 1543,52 т/ч.

Схема рудоподготовки приведена на рисунке 2.2.

Рисунок 2.2 — Схема рудоподготовки

2.4 Выбор схемы и технологического режима дробления

Выбор степеней дробления по стадиям

Общая степень дробления определена по формуле:

; (2.8)

средняя степень дробления определена по формуле:

.

Принимая степени дробления по стадиям, необходимо учитывать величины i_ср и D_{max .}

i_I = 3,5; i_II = 3,7; i_III = 3,2.

Определение крупности продуктов по стадиям дробления

Максимальная крупность по стадиям дробления (крупность разгрузки дробилок) d_j определена по формуле:

d_j = D_j / i_j, (2.10)

где j — номер стадии дробления;

D_j — максимальная крупность питания, мм;

i — степень дробления в j-ой стадии.

d_I = 1050 / 3,5 = 300 мм;

d_II = 300/ 3,7 = 81 мм;

d_III = 81 / 3,2= 25 мм.

Определение ширины загрузочных отверстий дробилок по стадиям дробления

Ширина загрузочных отверстий (B_j) должна на 10% превышать размер максимального куска, поступающего в дробилку.

B_j=1,1• D_j; (2.11)

В_I = 1050 • 1,1 = 1155 мм;

В_II = 300• 1,1 = 330 мм;

В_III = 90 • 1,1 = 89,1 ?90 мм

Определение ширины разгрузочных щелей дробилок

В соответствии с характером руды и производительностью намечаются типы дробилок по стадиям дробления. Определение ширины разгрузочных щелей дробилок (S_j) ККД, КСД и КМД производится через максимальную относительную крупность (Z_max) по формуле:

S_j=d_j / (Z_max)_j, мм; (2.12)

S_I = 300/ 1,8 = 166,6? 170 мм;

S_II = 81/ 2,2 = 36,8? 40 мм;

S_III = 25 / 3,0 = 8,33? 9 мм.

Определение отверстий сит для грохочения

В проекте приняты размеры отверстий сит а_II = 65 мм, а_III = 25 мм, но с учётом наклона грохотов под углом 10є к горизонту, отверстия сит будут следующими:

а_III = 65 • 1,1 = 71,5? 72 мм.

а_III = 25 • 1,1 = 27,5? 28 мм.

2.5 Расчёт схемы дробления

Расчёт схемы дробления заключается в определении выходов продуктов и их качества, построение гранулометрических характеристик продуктов дробления. Гранулометрические характеристики разгрузки дробилок первой (продукт 2), второй (продукт 5) и третьей (продукт 9) стадий дробления представлены на рисунках 2.3, 2.4, 2.5 соответственно.

В связи с необходимостью для дальнейших вычислений, был рассчитан гранулометрический состав объединенного продукта шесть. Для этого использовалось правило «золотого сечения» по Леонардо Да Винчи и формула:

%, (2.13)

где dk — диаметр k-го куска, мм;

'' - либо класс «+s» при d_k?? s, либо класс «+d_k» при d_k? > s.

%;

%;

%;

%;

%.

После построения характеристики были рассчитаны выхода и количество продуктов по формулам:

%; (2.14)

%; (2.15)

%; (2.16)

%;

%; (2.17)

%; (2.18)

%; (2.19)

т/ч; (2.20)

т/ч; (2.21)

т/ч;

т/ч;

т/ч;

т/ч.

Рисунок 2.3 — Гранулометрический состав разгрузки дробилки первой стадии дробления

Рисунок 2.4 — Гранулометрический состав разгрузки дробилки второй стадии дробления Рисунок 2.5 — Гранулометрический состав разгрузки дробилки третьей стадии дробления Рисунок 2.6 — Гранулометрический состав продукта № 6

Рисунок 2.7 — Гранулометрический состав продукта № 10

Расчёт схемы дробления приведён в таблице 2.3.

Таблица 2.3 — Расчёт качественно-количественной схемы дробления

2.6 Выбор и расчёт основного оборудования отделения рудоподготовки

Выбор и расчёт дробилок

Проектом приняты три стадии дробления. Во всех стадиях выбраны конусные дробилки. Один вид дробилок позволяет лучше эксплуатировать оборудование. Исходные данные для выбора и расчёта типоразмеров дробилок приведены в таблице 2.3.

Таблица 2.3 — Исходные данные для выбора и расчета дробилок

Производительность дробилки в проектных условиях рассчитывается по формуле:

Q_др. = Q_{кат. прив.} ^. с_н ^. k_f ^. k_кр ^. k_вл ^. k_ц; (2.22)

где Q_к — производительность дробилки по каталогу, т/ч, м³/ч;

с_н — насыпная плотность руды, т/м³;

K_f, K_кр, K_вл — поправочные коэффициенты на крепость, крупность и влажность руды соответственно;

K_ц — коэффициент учёта цикла дробления.

В литературе значения Q_к даются либо при номинальной ширине выходной щели, либо при максимальной и минимальной разгрузочных щелях. Если проектная щель не совпадает с указанными в каталоге значениями, то каталожная производительность для формулы (2.22) рассчитывается по следующим формулам:

Q_{кат.прив.}= Q_макс. — (Q_макс. - Q_мин.)· (s_макс. - s_{проект.}) / (s_макс. - s_мин.); (2.23)

Q_{кат. прив.}= Q_ном. · s_{проект.}/ s_ном. (2.24)

где Q_max, Q_min, Q_ном — максимальная, минимальная и номинальная производительность дробилки по каталогу;

s_max, s_min, s_ном, s_пр — максимальная, минимальная, номинальная и проектная разгрузочная щель, мм.

Для нахождения коэффициента K_кр необходим график грансостава питания дробилок.

Количество дробилок для j-той стадии дробления рассчитывается по формуле:

n = Q_j / (Q_дрj • k_{н. пит}). (2.25)

Пример расчёта дробилки ККД-1500/180 для первой стадии дробления:

Q_max = 1500 м³/ч, Q_min = 1200 м³/ч;

s_max =200 мм; s_min = 160 мм;

Q_{кат.прив.} = 1500 — (1500 — 1200) · (200 — 190) / (200 — 160) = 1425 м³/ч;

k_f = 1,0;

k_{кр .}= 1,042;

k_{вл .}= 1,0;

k_ц = 1,0.

Q_др = 1425*2,04*1*1,042*1,0*1 = 3029 т/ч,

n_расч. = 1652,24 / (3029*0,95) = 0,57;

n_прин.=1.

Расчёты приведены в таблицах 2,4 и 2,5.

Проектом приняты:

— для I стадии дробления одна дробилка ККД 1500/180;

— для II стадии дробления две дробилки КСД 2200Гр-Да¹;

— для III стадии дробления четыре дробилки КМД 2200 Т;

Таблица 2.4 — Расчёт дробилок

Таблица 2.5 — Технико-экономическое сравнение вариантов дробилок

Выбор и расчёт грохотов

Исходя из крупности и насыпной плотности, проектом принимаются вибрационные (инерционные) грохота с практически круговым движением короба в вертикальной плоскости. Исполнение грохотов — тяжёлое (ГИТ), т. к с =2,04 т/м³.

Необходимая площадь для грохочения рассчитана по формуле:

F =, м², (2.26)

где Qпроизводительность операции грохочения, т/ч;

q — удельная производительность, м³/(м² • ч);

с_н — насыпная плотность руды, т/м³;

k — коэффициент, учитывающий влияние мелочи;

l — коэффициент, учитывающий влияние крупных зёрен;

m — коэффициент, учитывающий эффективность грохочения;

n — коэффициент, учитывающий форму зёрен;

o — коэффициент, учитывающий влияние влажности;

p — коэффициент, учитывающий способ грохочения;

k`_ж.с. — коэффициент учёта величины живого сечения просеивающей поверхности.

k`_ж.с. = k_ж.с./50, (2.27)

где k_ж.с. - коэффициент живого сечения принимаемой просеивающей поверхности, %.

Количество грохотов рассчитано по формуле:

n=. (2.28)

Проверка на толщину слоя произведена по формуле:

h = P₊ / (3,6 • с_н • B_р • х), (2.29)

где P₊ — производительность грохота по надрешётному продукту, т/ч;

с_н — насыпная плотность, т/м³;

B_р — рабочая ширина грохота, м;

х — скорость движения материала по грохоту, м/с.

Расчёты грохотов закончен определением номера сетки (размера отверстия просеивающей поверхности), которую необходимо установить на грохот с учётом угла наклона грохота (б, град):

а_уст. = k •a_расч., (2.30)

где k — поправочный коэффициент на угол наклона грохотов.

Пример расчёта грохотов для второй стадии дробления:

— удельная производительность определяется в зависимости от размера отверстия сита: а = 65 мм,

q = 46 + (50 — 46)*(65 — 60)/(70 — 60) = 48 м³/(м² • ч);

— коэффициент, учитывающий влияние мелочи зависит от содержания в питании зёрен размером меньше половины размера отверстия ситаа/2:

= 15%;

k = 0,5 + (0,6 — 0,5)*(14 — 10)/(20 — 10)= 0,55 д.е.;

— коэффициент, учитывающий влияние крупных зёрен зависит от содержания в питании зёрен +а:

в_пит = 70%;

l = 1,55 д.е.;

— коэффициент, учитывающий эффективность грохочения определя-ется в зависимости от эффективности грохочения:

Е = 90%,

m = 1,00 д.е.;

— коэффициент, учитывающий форму зёрен зависит от материала и его формы, так как руда дроблёная, то n = 1,0 д.е.;

— коэффициент, учитывающий влияние влажности зависит от характера сетки и материала, так как размер сетки больше 25 мм, а руда малой влажности, o = 0,98 д.е.;

— коэффициент, учитывающий способ грохочения р = 1,0 д.е.;

— коэффициент учёта величины живого сечения просеивающей поверхности:

k_ж.с = 70%;

k`_ж.с. = k_ж.с./50 = 70/50 = 1,4 д.е.

Необходимая площадь для грохочения:

F = 1652,24 / (48*2,04*0,75*3,36*1*0,98*1*1,4) = 4,88 м².

Для ГИТ-41 количество грохотов равно:

F_{грохота} = 0,85*B*L = 0,85*1,5*3,5 = 4,46 м²;

n_расч = 4,88 /(4,46*0,95) = 1,15;

n_прин = 2.

Результаты расчёта сведены в таблице 2.6.

Таблица 2.6 — Расчёт грохотов для среднего и мелкого дробления

Проверка на толщину слоя:

h = 1230,92/ (3,6*2,04*1,5*0,6*2) = 93 < 100 мм, что удовлетворяет условию;

а_уст. = 1,15*65 = 75.

Аналогично рассчитываются грохота для третьей стадии.

Проектом приняты:

— для II стадии грохочения два грохота ГИТ-41;

— для III стадии грохочения четыре грохота ГИТ-41;

2.7 Выбор и расчёт качественно-количественной схем обогащения

Качественно-количественная схема обогащения является одной из основных схем обогащения. Она отражает всю совокупность технологических операций обогащения.

При разработке схемы обогащения в проекте было обращено особое внимание на вкрапленности основного рудного минерала — магнетита, что привело к принятию операций измельчения, позволяющих максимально раскрыть сростки; операций классификации, позволяющих выводить из процесса разномерные агрегаты.

При магнитном обогащении, для которого характерна низкая селективность разделения, магнитные продукты содержат свободные зёрна и сростки, имеющие магнитные свойства. Содержание железа в магнитном продукте определяется количеством перечистных операций.

Сравнение закономерностей различных методов разделения железорудных продуктов показывает, что механизм перечистных операций носит общий характер и, очевидно, не зависит от применяемых методов разделения, а является следствием их несовершенства.

Применение стадиальных схем обогащения преследует цель периодического вывода из процесса готового продукта в виде рудных или не рудных минералов по мере их вскрытия. Этим достигается экономия затрат на обогащение, так как количество материала, требующего доработки в следующих стадиях, уменьшается.

Наиболее высокий рост содержания железа в концентрате наблюдается при трёх-, четырёх-, пятистадиальных схемах обогащения.

Схема обогащения включает в себя три стадии измельчения, вторая и третья стадии в замкнутых циклах с операциями размагничивания и классификации. Первая стадия мокрой магнитной сепарации позволяет отделять в большом количестве магнитный продукт от хвостов. Вторая стадия находится внутри второй стадии измельчения. Третья и четвёртая стадии работают с операциями размагничивания и классификации. После четвёртой стадии мокрой магнитной сепарации пульпа идёт на сгущение, а потом направляется на фильтрование. Решено направлять фильтрат и перелив в операцию сгущения. Фильтрование позволяет получить концентрат с заданной влажностью. Качественно-количественная схема обогащения представлена на рисунке 2.7.

Для расчёта качественно-количественной схемы обогащения определено содержание железа в продуктах обогащения по всей схеме, затем методом составления систем балансовых уравнений по каждой операции и решением этих систем найдены выхода продуктов обогащения и их извлечение.

Расчёт схемы обогащения был произведён, начиная с последних операций — от последней стадии мокрой магнитной сепарации до первой стадии мокрой магнитной сепарации и первого цикла измельчения.

Расчёт цикла измельчения был произведён также методом составления систем балансовых уравнений, но уже по расчётному классу -71 мкм (-0,071мм).

ММС IV:

%;

%;

Измельчение III:

%;

%;

%.

Рисунок 2.7 — Качественно-количественная схема обогащения

ММС III:

%;

%.

Классификация II:

%;

%.

ММС II:

%;

%.

Грохочение:

%; (2.31)

a = 10 мм;

Е = 85%;

Для нахождения, был построен график гранулометрической характеристики объединённого продукта 10 (рисунок 2.8), используя правило «золотого сечения» по Леонардо Да Винчи и формула:

%, (2.32)

где dk — диаметр k-го куска, мм;

'' - либо класс «+s» при d_k?? s, либо класс «+d_k» при d_k? > s.

%;

%;

%;

%;

%;

%;

%.

СМС:

По результатам испытаний сепаратора 2ПБС-90/250А, было принято:

%;

%;

%;

%; (2.33)

%;

%;

%; (2.34)

%;

ММС I:

%;

%; (2.35)

%.

Проверка:

; (2.36)

1510,00 = 1510,018;

Невязка: 0,018.

Расчёт качественно-количественной схемы приведён в таблице 2.7.

Таблица 2.7 — Расчёт технологической схемы

2.8 Расчёт водно-шламовой схемы

Расчёт водно-шламовой схемы осуществляется с целью определения общего расхода воды для осуществления технологического процесса обогащения руды, для расчёта объёмов пульпы различных продуктов, протекающих через машины и аппараты. Последние данные используются при расчёте количества машин и аппаратов, необходимых для осуществления принятой схемы обогащения.

Водно-шламовую схему рассчитывают на основании выбранных исходных данных, приведённых в таблице 2.8.

Исходные данные по содержанию твёрдого в руде и продуктах обогащения приняты на основании данных действующей обогатительной фабрики Качканарского ГОКа.

Таблица 2.8 — Исходные данные для расчёта водно-шламовой схемы

Расчёт водно-шламовой схемы начинают с «головы» процесса от операции измельчения I к операции мокрой магнитной сепарации IV.

Сухая магнитная сепарация не рассчитывается.

Рисунок 2.9. Вводно-шламовая схема

Для расчёта были использованы формулы:

%_ж = 100 — %_тв, %; (2.37)

W = Q •, м³/ч; (2.38)

L = W + Q; (2.39)

%_ж = • 100, %; %_тв = • 100, %; (2.40)

где %_ж, %_тв — процентное содержание жидкого, твёрдого в продукте, %;

Q, W, L — масса твёрдого, объём жидкого, общая масса продукта, т/ч, м³/ч.

Таблица 2.10 — Баланс воды на фабрике

Определены удельные расходы воды на 1 т руды и на 1 т концентрата:

q_руды = W / Q_руды = 5306,12/1652,24=3,21 м³/т;

q_{к — та} = W / Q_{к — та} = 5306,12/283,19=18,74 м³/т.

2.9 Выбор и расчёт основного оборудования в корпусе обогащения

Отделение измельчения входит в состав корпуса обогащения. Так как складирование измельчённых продуктов затруднено, отделение измельчения напрямую связано с процессами обогащения. Чтобы обеспечить бесперебойную работу главного корпуса и усреднить руду, предусматрено складирование мелкодроблёной руды. Для этого проектом приняты бункера, ёмкость которых должна обеспечивать 24 — 48 часов бесперебойной работы цеха обогащения.

Объём складируемой руды составил:

V = (24 ч 48) · Q_{час. изм.} / с_н. (2.41)

V = 36 • 1652,24/ 2,04 = 29 157,176?30 000м³.

Выбор и расчёт мельниц

Для первой стадии измельчения принимаем стержневые мельницы с центральной разгрузкой, а для второй и третьей стадии — шаровые с центральной разгрузкой.

Расчёт мельниц, работающих в замкнутом цикле, производится по питанию цикла измельчения.

Для расчёта мельниц используются следующие формулы:

— производительность цикла по классу -71 мкм, т/ч:

Q-⁷¹ = Q_цикла • (в-⁷¹ — б-⁷¹) / 100, (2.42)

где б-⁷¹, в-⁷¹ — массовая доля класса -71 мкм на входе в цикл и на выходе из цикла, %;

— удельная производительность i-ого типоразмера мельницы для проектных условий равна в т/(ч•м³):

q_i = q_эт • k_изм • k_т • k_кр • k_Дi, (2.43)

где q_эт — удельная производительность по руде эталонной мельницы, т/(ч•м³);

q_эт = Q_эт • (в_эт-⁷¹ — б_эт-⁷¹) / (х_эт • 100), (2.44)

где Q_эт — производительность по руде эталонной мельницы, т/ч;

в_эт-⁷¹, б_эт-⁷¹ — массовая доля класса -71 мкм в эталонной руде до и после измельчения, %;

х_эт — объём эталонной мельницы, м³;

k_изм — коэффициент сравнительной измельчаемости руды, заложенной в проект и эталонной руды;

k_т — коэффициент, который учитывает разницу в типах мельниц эталонной и проектируемой к установке;

k_кр — коэффициент, учитывающий разницу в крупности руды и конечного продукта для мельниц эталонной и проектной. Определяется по формуле:

(2.45)

где m₁ и m₂ -относительная производительность (д. е.) по расчётному классу -71 мкм для эталонных и проектных условий соответственно;

k_Дi — коэффициент, которым учитывается разница в диаметрах барабанов мельниц проектируемой и эталонной. Находится по формуле:

(2.46)

где D_{проект.}, D_эт. — диаметр (в свету) барабана мельниц проектируемой и эталонной, м;

Д_{проект.}, Д_эт. — толщина футеровки, м.

Результаты расчётов сведены в таблицу 2.11.

Необходимый объём мельниц для измельчения рассчитывается в м³ повариантно по формуле:

V_i = Q-⁷¹ / (q_i • k_{н. пит}) (2.47)

Число мельниц в i-том варианте равно:

n_i = V_i / х_i (2.48)

Пример расчёта мельниц для I стадии измельчения.

Принимаем эталонную мельницу МСЦ 3600Ч4500.

Производительность цикла измельчения по классу -71 мкм:

Q-⁷¹ = 1554,26 • (15,75−5) / 100 = 145,25 т/ч.

На основании данных практики, удельная производительность эталонной мельницы по классу -71 мкм равна 0,75 т/(ч•м³).

Удельная производительность мельницы МСЦ 3200Ч4500:

q_i = q_эт • k_изм • k_т • k_кр • k_Дi,

k_изм = 1,0;

k_т = 1,0;

k_кр = 1,0;

;

q_i = 0,75 • 1,0 • 1,0 • 1,0 • 0,94 = 0,705 т/(ч•м³).

Необходимый объём мельниц для измельчения равен:

V_i = 145,25/ 0,705 • 0,98 = 210,24 м³.

Число мельниц:

n_i = 210,24 / 32 = 6,7? 8.

Проверка на пропускную способность:

q_{допустимая} = 8 • с / 1,6 = 8 • 2,04 = 16,32 т/м³,

q_{проектируемая} = Q_пит/(n_{i прин.}· н_i) = 1554,26/ (8• 32) = 6,07т/м³.

Так как 6,07 < 16,32, то принятая мельница удовлетворяет условию пропуска всего потока руды.

Аналогично рассчитываются мельницы для II и III стадий измельчения. Расчёт мельниц приведён в таблице 2.11.

Таблица 2.11 — Расчёт мельниц

Таблица 2.12 — Технико-экономическое сравнение вариантов мельниц

Проектом приняты:

— I стадия 8 мельниц МСЦ 3600Ч4500;

— II стадия 8 мельниц МШЦ 3600Ч4500;

— III стадия 4 мельниц МШЦ 3600Ч4500

При этом учитывались технологическая совместимость, ремонто-способность и технико-экономические показатели.

Выбор и расчёт гидроциклонов

В качестве классифицирующего оборудования на фабрике принимаем гидроциклоны, позволяющие хорошо разделять тонкоизмельчённые материалы. Для расчёта гидроциклонов применены следующие формулы:

D_max = 1,2 • (d_п / d_сл)² • (d_ном)² • (с — с₀) • / в_{тв. пит}, (2.49)

где D_max — максимальный диаметр, см;

d_п, d_сл — диаметр пескового и сливного насадков, см;

d_ном — номинальная крупность зёрен в сливе гидроциклона, мкм;

с, с₀ — плотность твёрдой и жидкой фаз, т/м³;

H — рабочий напор пульпы на входе в гидроциклон, МПа;

в_{тв. пит} — массовая доля твёрдого в питании гидроциклона, %.

Соотношение (d_п/d_сл) обычно принимается равным (0,5 ч 0,6); в дальнейшем оно учитывается при выборе размеров насадков. При выборе величины этого соотношения нужно учитывать частный выход песков г_п':

если г_п' > 70%, то (d_п / d_сл) = 0,7 ч 0,8;

если г_п' < 30%, то (d_п / d_сл) = 0,2 ч 0,3.

Массовая доля твёрдого в питании принимается по таблице 2.9.